带压开采分区划分方法的研究与探讨

矿井奥灰水带压开采技术分析及防治水措施摘要随着煤矿采掘活动进行，奥灰水已经给矿井带来了严重危害，在奥灰带压区，应进行以掘进工作面钻探为主的构造超前探测，特别是隐伏导水构造的探测。

开拓掘进前，应使用钻探、井下物探等手段探测煤层中是否有隐伏的导水陷落柱、导水断层等，根据探测结果及时采取相应的防治水措施。

关键词：奥灰水；带压开采；水文地质类型；富水性1、井田水文地质条件1.1井田主要含水层（1）奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层。

根据井田内施工的YZK-1水文钻孔，孔径为110mm，抽水试验结果表明奥灰溶裂隙含水层静止水位标高为+831.881m，涌水量为1.04L/s，单位涌水量为0.128L/(s·m)，渗透系数为0.011m/d，水质类型为HCO3-Ca、Mg型，矿化度小于0.5g/L，总硬度14.0，水温18℃。

（2）石炭系太原组层间灰岩裂隙岩溶含水层组。

根据钻孔揭露，井田内太原组的灰岩位于13号煤层以下，岩溶裂隙亦不发育，10号煤层以上含水层以中细粒砂岩为主，厚度6.88～19.72m，全区平均厚度10.74m。

（3）二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层。

该地层主要由砂岩、泥岩、砂质泥岩组成。

井田内最大残留厚度为126.40m。

井田北部磁窑沟煤矿补3号孔未对该含水层进行抽水试验。

涌水量0.374～0.610L/s，单位涌水量0.0009～0.1870L/(s·m)，渗透系数为0.0023～2.0160m/d，水位标高为+968.69～972.69m，矿化度0.35g/L，总硬度11.16，pH值为6.8，水质类型为HCO3-Ca·Na型，富水性弱—中等。

1.2矿井充水通道（1）构造对矿井充水的影响。

井田位于河东煤田的北部，井田构造形态总体呈向北西倾伏的缓倾斜单斜构造，地层倾角3°～10°，一般8°，矿井生产建设中10号煤层南翼大巷揭露8条正断层，落差均小于5m，断层对煤矿开采影响较小。

浅谈油田开发层系的划分意义及划分原则摘要：随着我国社会主义的发展，对石油的需求量也越来越大。

在石油资源有限的前提下，油田开发层系的划分，是提高石油开采效益的一种有效手段。

本文将对油田开发层系的划分意义及划分原则两方面进行阐述，以提高人们对于油田开发层系划分的认识，也对开发层系的合理划分提出一些指导性意见。

关键词：油田开发层系划分意义划分原则引言：油田开发层系划分，是根据储层特征，将多层油藏划分为不同的层系，每个层系的物理和化学性质相似。

然后对于每个层系，分别设定开发参数，分层注水开发，以期实现油田合理而有效的开采。

一、油田开发层系的划分意义1.有利于工艺参数的合理确定我国地域辽阔，油田众多，不同油田的储层特征各部相同。

而即使对于单个油田，其在不同位置、不同深度，其储层特征也是不同的。

对于不同位置的石油开采，其工艺参数是不同的，例如：注水的压力、流量和深度，泵和电机的选型参数，抽汲设备的动力等。

这些参数的设定范围，各自适用于不同的储层位置，若不进行开发层系的划分，则许多的参数难以确定，即使确定了参数范围，也会因为参数的不够优化，从而使得石油开采出现采收率不高，而将开发层系进行合理划分，则可以根据不同层系自身特点，细分和优化工艺参数，实现工艺参数的合理确定。

2.有利于资源的合理配置储层的非均质性，包含了宏观非均质性和微观非均质性。

其中宏观又包括层间非均质性、平面非均质性和层内非均质性。

微观则包括孔隙非均质性、颗粒非均质性和填隙物非均质性。

基于储层特征的非均质性，将油田开发层系进行合理划分，根据不同层系特征决定人力资源和物力资源的使用量和配置量，实现资源的合理配置，达到节约人力物力的效果[1]。

3.有利于能源的节约油气田的开发过程，伴随着电力、热力等能源的消耗。

不同深度和位置的油藏其所处环境也有所不同，当处于结构致密的岩层中，其开发难度大，能源消耗大，当处于松散的岩层时，其开发难度小，能源消耗也小。

根据不同的储层特征进行开发层系的划分，并选用相应的设备，设定相应的合理参数，实现能源的有效利用，减少能源的消耗，实现能源的节约。

采空区上覆岩层“三带”的界定准则和仿真确定黄志安1)　童海方2)　张英华1)　李示波1)　倪　文1)　宋建国3)　邢　奕1)1)北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083　2)北京矿通资源开发咨询有限责任公司,北京1000373)华晋焦煤有限责任公司,离石033315摘　要　为了准确划分采空区上覆岩层的“三带”范围,提出了“三带”的界定准则:将应力超过屈服强度或抗剪强度的岩层高度定为裂隙带的上限,而将双向拉应力都超过抗拉强度的岩层高度定为裂隙带的下限.采用FLAC 软件对矿山进行了界限确定,通过生产实践中的瓦斯抽放效果进行了验证,结果表明该界定方法合理有效.此方法可普遍用于采空区上覆岩层的“三带”划分.关键词　煤;瓦斯抽放;“三带”划分;数值模拟分类号　TD 712+1622收稿日期:20050516　修回日期:20051010作者简介:黄志安(1973—),男,博士研究生;倪文(1961—),男,教授,博士生导师 煤层开采后,采空区上覆岩层将形成“三带”.准确地划分“三带”,是“三下”采煤可行性研究和设计的基础,是覆岩离层充填技术研究和应用的基础,是突出矿井解放层选择和开采设计的基础,也是上邻近层瓦斯抽放研究和实施的基础[1].目前对“三带”的研究大多是通过实验途径[25],而没有从理论上进行量的划分.本文正是基于这一思路,从理论途径进行了研究,提出了“三带”的力学界定,并通过数值模拟的方式对“三带”进行量化研究,最后通过矿山瓦斯抽放来验证划分方法的可行性.1　“三带”力学界定准则的提出根据矿压原理及实测研究,煤层开采以后其上覆岩层在垂直方向的破坏和移动一般分为“三带”(从下至上),即垮落带(或称冒落带)、裂隙带(或称断裂带)和弯曲下沉带.传统的“三带”概念主要是从破坏形式上进行定义的,而没有从机理上进行定义,也没有从量的角度定义“三带”,这就给实际操作带来了困难.比如瓦斯抽放,抽放通道最佳位置是裂隙带,如果无法准确划出“三带”界限,就无法将抽放通道准确布置到理想位置.煤层开采后,上覆岩层自上而下可以分为5个区:(1)弹性区———岩体在开采影响下未发生任何破坏;(2)塑性变形区———韧性岩层发生塑性变形,脆性岩层发生剪切破坏;(3)拉张裂隙区———某一方向的拉应力超过岩体的抗拉强度而产生一定方向的张裂隙;(4)拉张破坏区———在双向拉应力作用下,岩层被拉断、拉开而产生大变形,岩层以冒落为主;(5)局部拉张区———由于覆岩整体向采空区下沉,在下沉范围的边缘出现拉应力,使岩体发生某种程度的张裂隙,一般情况下,这些张裂隙与拉张裂隙区不沟通,其间有未破坏区和塑性变形区相隔[67].拉张破坏区主要分布在采空区上方拉应力区岩层内;其上部发育拉裂隙区,产生单向或双向裂隙;塑性变形区主要发生在支撑压力区和拉张裂隙区之上的下沉盆地中岩层内,其上岩层处于未破坏区[6].由此,可以将弹性区和塑性变形区划分成弯曲下沉带,将拉张裂隙区划分成裂隙带,而将拉张破坏区及局部拉张区划分成冒落带.为此,将岩层应力超过了屈服强度或抗剪强度而开始发生塑性变形或剪切破坏的岩层高度定为裂隙带的上限,而将岩层双向拉应力都超过了抗拉强度而开始发生大变形的岩层高度定为裂隙带的下限.这就是本文提出的“三带”力学界定准则.2　FLAC 模拟及结果分析首先利用FLAC 建立开采模型,施加边界条件并进行求解后,获取各个单元的弹塑性变化结果图和位移等值线图,再结合上面提出的“三带”界定方法进行分析,即可获得“三带”的界限.211　采煤工作面概况本实验使用淮南某矿采煤工作面作为实例,该工作面长度150m ,顺槽长度1650m ,煤层厚度第28卷第7期2006年7月北京科技大学学报Journal of U niversity of Science and T echnology B eijingV ol.28N o.7Jul.20066m ,倾角3°.开采煤层为13-1煤层.煤层底板为灰褐色泥岩,顶板以上的煤层和岩层分布简图如图1所示.图1　模拟模型煤岩层分布简图Fig.1　C o al and rock stratum distribution of th e simu lation m od el212　模拟模型的建立因工作面的长度远小于煤层的走向,可以作为平面应变问题来处理,所以建立二维FLAC 网格模型来模拟.为了消除应力边界和位移边界效应,二维计算模型的长和高分别设置为550m 和220m ,采煤工作面沿走向布置.为了便于建模和剖分,同时充分体现各岩层组合特征,将研究区内力学性质相近的岩层归并为一组,因此研究区内岩层共划分为12个层组.模拟时,计算模型边界条件确定如下:①模型的两端的x 方向的位移固定,即边界水平位移为零;②模型底部的y 方向位移固定,即底部边界水平、垂直位移为零;③模型顶部(也即地表)为自由边界.213　力学模型和力学参数的确定岩石是一种脆性材料,当荷载达到屈服强度后将发生破坏、弱化,应属于弹塑性体.在FLAC 中,对于弹塑性材料,其屈服判据准则有德拉克-普拉格准则和莫尔-库仑准则.本项研究选择莫尔-库仑准则.计算模型中各岩层力学参数基本来源于矿山实测数据,包括弹性模量、泊松比、内聚力、内摩擦角、抗拉强度和密度等参数[8].214　模拟结果为符合开采实际,模拟计算从形成初始应力场开始.模拟过程中,通过模拟开挖将开挖空间的实单元变成空单元.采煤工作面设计规格为:走向长1650m ,倾向长150m.基于上述采煤工作面规格和开采方法,利用建立的模型进行模拟计算,塑性结果图如图2所示.图3是y 方向的位移等值线图,图4是x 方向的位移等值线图.215　模拟结果分析从塑性结果图中可以看出,采空区上方首先是拉伸屈服区(图中文字标注的亮色区域),接着图2　塑性结果图Fig.2　Plastic result图3　y 方向位移等值线图Fig.3　Displacement contour ch art of y direction图4　x 方向位移等值线图Fig.4　Displacement contour ch art of x direction往上是曾经为塑性但现在处于弹性状态的区域(图中文字标注的暗色区域,此区域由于恢复了弹性,已没有裂隙,因此不认为是裂隙带,而认为已经进入弯曲下沉带),再往上是另外一个拉伸破坏区(由于这个拉伸破坏区下部是处于屈服过的弹性区域,因此这个拉伸破坏区将不会产生裂隙,认为这个区域仍然是弯曲下沉带).而裂隙带和冒落带都发生了拉伸屈服,只不过由于冒落带被压实后,裂隙带将不会跨落而只是保留有裂隙.从图2中可以看出,曾经是塑性但现在处于弹性状态的部分将不会有裂隙存在,这个区域可视为塑性变形区,可以将这一带的下限作为裂隙带的上限,也就是将发生拉伸屈服的区域和曾经是塑性・016・北　京　科　技　大　学　学　报2006年第7期但现在处于弹性状态的区域之间的界限定为裂隙带的上限.根据图中单元的显示情况可以看出,这一上限离13-1煤的顶板约20m.由于莫尔-库仑理论无法解释拉伸破坏,即对于FLAC模拟而言,难以从抗拉强度的角度获取冒落带的高度,只能寻求其他途径.从图3和图4中还可以看出,在采空区以上8m位置,等值线密集,说明位移变化很快,有一个突变,突变情况也可从位移图观察到.另外,这个位置上部的位移变化已经稳定(通过命令plot his n可以看到这一情况),而下部的位移还不是定数.从数值模拟的角度来看,采空区上部8m以上开始趋于收敛,而以下趋于不收敛.事实上,裂隙带由于变形小,各个参数值具有确定值,因此都将趋于收敛,而冒落带由于各个位置在冒落后位置都不确定,其受力也具有不确定性,因此其参数值趋于不收敛.为此,可以将突变上面的部分确定为裂隙带,而将下面的部分确定为冒落带[9].基于此分析,可将采空区以上8m位置定为冒落带的高度.按照本文提出的“三带”界定准则,结合FLAC模拟分析,可以确定出裂隙带的上限高度为距煤层垂距约20m高度处,下限为自煤层底板约8m高度处,20m以上为弯曲下沉带,8m以下为冒落带.3　瓦斯抽放应用情况淮南某矿进行了钻孔瓦斯抽放实验,在综放工作面上风巷内侧沿走向每隔50～60m布置一钻场,共设6个钻场,每钻场内沿走向布置3～5个抽放钻孔.抽放钻孔尽量布置在工作面顶板冒落后的裂隙带内,每个钻场的钻孔均超前前一钻场20m以上,如图5所示.钻孔施工、封孔完毕后,即通过管道连接到瓦斯抽放泵上进行抽放,抽放负压在46166～80100kPa之间.为了考察钻孔抽放效果,在设计1号钻场钻孔参数时,采用了较大的仰角钻孔,以便确定抽放最有效的钻孔空间位置.由实测得钻孔抽放瓦斯量与钻孔距煤层顶板的垂直距离如图6所示.由图6可知:当顶板走向钻孔距离煤层顶板垂距4～8m时,瓦斯抽放量较小;钻孔距煤层垂距10～16m时,抽放量最大,3个孔抽放量6100m3・min-1,抽放量占工作面总涌出量的23%;根据1号钻场,抽放量在3135～6134m3・min-1左右,抽放浓度在49%～85%.距离煤层顶板由15～22m时,瓦斯抽放量却逐渐降低.据此可判定采场上方顶板离层裂隙发育丰富区的高度在13m左右,为走向抽放钻孔的最佳层位,这与FLAC数值模拟的结果相一致,证明本文“三带”划分方法合理有效.图5　顶板走向钻孔布置示意图Fig.5　Layout of roof strike drill holes图6　钻孔瓦斯抽放量分布曲线Fig.6　Distribution curve of drill2hole mech anic drainage flux 在研究结果应用期间,抽放瓦斯量最大达到12145m3・min-1,瓦斯抽放率接近50%.这样在保证工作面的风量达到1800m3・min-1时,工作面上隅角回风流中的瓦斯浓度不超限,共抽放瓦斯量1160×106m3.同时该实验方法还成功应用于淮南矿区的许多采煤工作面,取得了显著的社会效益和经济效益[10].4　结论(1)提出了煤矿开采后采空区上覆岩层“三带”的力学划分准则,即将岩层因为应力超过了屈服强度或抗剪强度的岩层高度定为裂隙带的上限,而将岩层双向拉应力都超过了抗拉强度的岩层高度定为裂隙带的下限.(2)针对淮南某煤矿,使用先进的FLAC数值模拟方法,并结合本文提出的“三带”划分准则,获取了该矿开采过程中的“三带”高度:将发生拉伸屈服的区域和曾经是塑性但现在处于弹性状态的区域之间的界限定为裂隙带的上限(离煤层顶板20m),将裂隙带下部的位移突变高度作为冒・116・V ol.28N o.7黄志安等:采空区上覆岩层“三带”的界定准则和仿真确定落带的高度(离煤层顶板8m ).最后由该矿瓦斯抽放的实际情况对本文提出的“三带”划分方法进行了有力的验证,结果证明该划分准则合理有效.(3)由于“三带”分析属于大变形,因此本文使用了更适用于大变形分析的有限差分数值分析软件FLAC.而使用有限元分析软件也可以完成这项工作,可以将两种计算结果进行比较,进一步对“三带”进行分析研究.参　考　文　献[1]　梁运培,文光才.顶板岩层“三带”划分的综合分析法.煤炭科学技术,2000,28(5):39[2]　熊晓英,杜广森,李俊斌.注水实验法探测导水裂隙带高度.煤炭技术,2004,23(2):77[3]　贾剑青,王宏图,唐建.采煤工作面采动裂隙带的确定方法.中国矿业,2004,13(11):45[4]　尹增德,李伟,王宗胜.兖州矿区放顶煤开采覆岩破坏规律探测研究.焦作工学院学报,1999,18(4):235[5]　张杰,侯忠杰.浅埋煤层导水裂隙发展规律物理模拟分析.矿山压力与顶板管理,2004(4):32[6]　邹海,桂和荣,王桂梁,等.综放开采导水裂隙带高度预测方法.煤田地质与勘探,1998,26(6):45[7]　涂敏.潘谢矿区采动岩体裂隙发育高度的研究.煤炭学报,2004,29(6):643[8]　查文华,谢广祥,华心祝.综放采场围岩压力分布规律数值模拟研究.矿山压力与顶板管理,2004(4):2[9]　尹尚先,王尚旭.陷落桩影响采场围岩破坏和底板突水的数值模拟分析.煤炭学报,2003,28(3):264[10]　涂敏,刘泽功.综放开采顶板离层裂隙变化研究.煤炭科学技术,2004,32(4):45Dividing guideline and emulating determination of “three zones ”of the depress 2ing zones overlying a goafHUA N G Zhian 1),TON G Haif ang2),ZHA N G Yi nghua1),L I S hibo 1),N I Wen1),S ON G Jianguo 3),X IN G Yi 1)1)Civil and Environmental Engineering School ,University of Science and Technology Beijing ,Beijing 100083,China 2)Beijing Kuangtong Resource Development Consulting Co.,Beijing 100037,China 3)Huajin Coking Coal Company ,Lishi 033315,ChinaABSTRACT In order to divide “three zones ”of the depressing zones overlying a goaf accurately ,the guideline to divide the “three zones ”is presented :specifying the height of the rock stratum whose stress surpasses the yield or shear strength of itself as the upper bound of the fracture zone ,while specifying the height of the rock stratum whose two 2way tensile stress both surpasses the tensile strength of itself as the low bound of the fracture zone.FLAC software was used to determine the boundary of a coal mine that was validated by the effect of corresponding methane drainage.The result indicates that the division guideline is rational and useful.This method can be used generally to divide “three zones ”of the depressing zones over 2lying a goaf.KE Y WOR DS coal ;methane drainage ;“three zones ”division ;numerical simulation・216・北　京　科　技　大　学　学　报2006年第7期。

带（水）压开采安全评价技术及其发展方向煤炭是我国今后相当长一段时期内主要的、不可替代的能源，大力发展煤炭工业，实施科技兴煤战略是煤炭工业可持续发展的根本所在。

目前，煤矿安全严重地制约着能源工业的发展，成为其发展的“瓶颈”问题。

当务之急，做好煤矿安全评价工作、基本杜绝恶性灾害性事故成为煤矿安全生产中的一项首要任务。

安全评价就是从系统工程的观点出发，对煤矿生产中潜在的危险进行预先识别、分析和评估，为制定基本的防灾、减灾措施提供科学依据。

近年来，随着以人为本管理理念的建立，逐渐确立了安全评价在生产中的重要地位，从而促进了安全技术的发展和完善。

中国社会对于安全工作的重视程度达到了前所未有的高度，主要体现在以下方面：①国家安全生产监督管理局升格为国家安全生产监督管理总局;成立中国安全生产科学研究院(简称“安科院”);开办中国安全网专业网站;从2005年6月1日开始受理注册安全工程师执业资格的注册申请;②中国矿业大学(北京)开办资源与安全工程学院，下设安全工程系，计划将在不远的将来形成安全技术学科群;③直接以安全为主题的刊物多达3种，如《煤矿安全》、《矿业安全与环保》、《矿山压力与顶板管理》，其它矿业工程刊物上与各类安全工程相链接的文章更是不胜枚举。

1 带压开采及其安全评价带(水)压开采(简称“带压开采”) 技术，是指当煤层底板隔水层承受较高水压时，在不进行或很少降低含水层水头压力的情况下，确定能否安全采煤的技术[1]。

它是承压水体上安全采煤的一项实用性技术，与深降强排技术相比，具有减少吨煤排水费用和保护水资源的双重功效。

通过与国内外同类技术对比后发现，带压开采属安全技术范畴，带压开采评价技术从一开始就引起人们的极大兴趣，这从对于其定量化分析的不断创新中已经得到了印证。

自20世纪70年代后期以来，在淄博、焦作、井陉、峰峰等煤矿应用带压开采技术在解放受水害威胁的煤炭资源方面发挥了重要的作用。

我国大多数矿区，尤其是华北型煤田东部各煤矿区，在面临浅部资源枯竭的条件下，为了实现各个能源基地的可持续发展，深部煤炭资源开发已经提到重要的议事日程上来，煤炭工业的发展和煤炭资源开发进入新的历史发展阶段。

某某集团某某煤业有限公司二1煤层带压开采安全技术措施二0一四年九月集团某某煤业有限公司二1煤带压开采安全技术措施一 、概况某某煤业有限公司井田位于华北板块嵩箕构造区荥巩大背斜北翼，基本构造形态为地层走向近东西，倾向北的单斜构造，属荥密背斜北翼东段倾伏端向豫东平原过渡地段，总的地势为西南高，东北低，水文地质条件属中等类型。

矿井主要开采二叠系下统山西组下部的二1煤，井田内二1煤层厚度0-15m ，平均厚度4m 。

影响开采的主要水源有：煤层顶板第三系泥灰岩含水层、底板以下的石炭系上统太原组上部的L 7-8、下部的L 1-4和奥陶系灰岩含水层。

其中顶板砂岩富水性弱，易疏放，L 7-8灰岩为矿井直接充水含水层，平均厚度10m ，距二1煤底板平均距离35m ，是矿井疏放对象，对开采影响不大；奥陶系灰岩含水层与L 1-4灰岩为矿井间接充水含水层，是造成矿井水害的主要水源，两含水层间距较近，水力联系密切，可视为同一个含水体进行重点防范。

其中L 1-4灰岩含水层顶板至二1煤平均距离为82m 。

目前，某某煤业矿井正常涌水量约120m 3/h ，井田内主检孔 L 1-3灰岩水位标高为+17m ，矿井11采区采掘最低标高+0m 。

二、二 1 煤层带压开采可行性计算根据上述对矿井水文地质条件的分析,依据《煤矿防治水规定》下面针对L 7-8灰及L 1-4灰含水层进行带压开采评价。

（一）安全隔水层厚度和突水系数计算公式：1、安全隔水层厚度计算公式： t=Kp rL KpP L L 4) 8r (22-+（该公式适用于掘进工作面） （公式1） 式中：t —安全隔水层厚度（m ）；L —巷道底板宽度 (m ）；r—底板隔水层岩石的平均容重(t/m3)；Kp—底板隔水层平均抗拉强度(t/m2）；P—底板隔水层承受水头压力(t/m2)。

根据《煤矿防治水规定》之规定，以上式计算出的安全隔水层厚度，与矿井实际隔水层厚度比较：（1）实际的底板隔水层厚度大于安全隔水层厚度，则可认为是安全的，一般可正常采掘；但在岩石破碎地段，要采取一定的安全措施；（2）实际的底板隔水层厚度小于安全隔水层厚度，则可认为是不安全的，要保证安全生产，必须采取安全措施；2、突水系数计算公式：T= P/M （该公式适用于回采和掘进工作面（公式二）式中：T—突水系数（MPa/m）；P—隔水层底板承受的水压值（MPa）；M—底板隔水层实际厚度（m）；计算实际突水系数值T与本矿区临界突水系数值T临进行比较。

技术应用JISHU YINGYONG《华北国土资源》年第期6放顶煤采场力学分区及支承压力分析（山西长治市煤炭安全信息调度中心，山西长治046000）摘要：研究分析了综采放顶煤采煤工作面顶板、顶煤在支承压力的作用下活动和运移规律，总结出综放采煤工作面支架—围岩关系和采面围岩的空间分区特点，对综采放顶煤控制顶板、改善顶煤的冒放性有一定的参考作用。

关键词：综采放顶煤;支承压力规律;采场力学分区特点中图分类号：TD82文献标识码：A文章编号：1672-7487（2010）04-0064-03李利刚1放顶煤采场顶板活动规律随着放顶煤技术的应用，放顶煤工作面矿山压力的理论与实践的研究也取得了长足进展。

通过大量实测资料分析，综采放顶煤开采工作面矿压特点，总结如下。

1）从工作面支护阻力的实测结果看，支架的初撑力或工作阻力普遍升不高，支架工作特性普遍表现为初撑特性、阻力缓慢上升特性或为降阻特性，即放顶煤开采过程中工作面支架多表现为“给定载荷”的工作特性。

2）综放工作面支护阻力实测分析表现为工作面支架前柱的支护阻力普遍比后柱高，尤其是松软综放工作面更是如此。

其原因之一是支架上方及前方的煤体在支承压力的作用下提前破碎、让压，使工作面上覆岩层断裂的层位向上发展，上覆岩体对煤体的合力作用点向煤壁前方转移，工作面前方煤体内的支承压力集中区离工作面距离较远；其原因之二是顶煤上方的下位岩体对支架上方顶煤的合力作用点由支架的支撑力中心前移。

3）实测资料表明，放顶煤开采工作面的顶板来压强度低于其他开采方法的来压强度，有些放顶煤工作面甚至未见初次来压和周期来压。

这是由于顶煤裂隙逐渐发育，支承压力向煤体深部转移，来压时的峰值位置远离工作面，同时应力集中系数变小，使得工作面支架在来压时的工作阻力比分层开采有所缓和。

2顶煤运移特点根据对顶煤运移的综合分析，可以概括出如下特点。

1）煤体的坚固性系数不同，顶煤始动点位置不同。

煤的坚固性系数越低，煤层越软，顶煤开始移动的越早，顶煤始动点超前工作面的距离越远；煤的坚固性系数越大，煤层越硬，顶煤开始移动的越晚，顶煤始动点超前工作面的距离越近。

带压开采应注意的问题带压开采带压开采应注意的问题带压开采主要是针对底板存在较强承压充水含水层的煤层。

由于煤层与底板强岩溶承压充水含水层之间往往沉积一定厚度的隔水岩体，故对于底板存在充水含水层的煤层，无需进行疏干开采，只要使煤层底板承压充水含水层的水头压力疏降至安全开采高度，即可进行安全带压回采。

为在复杂矿井水文地质条件下进行带(水)压开采，并获得经济效益，以下技术问题应予以重视并付诸实施。

一、查清带压开采的矿井或采区地质、水文地质条件除应对区域水文地质条件有所认识外，对井田或采区的水文地质条件也应了解清楚，对充水含水层组的补、径、排条件和不同充水含水层组问的水力联系程度以及保护层的防隔水性能等均应予以研究，以便更好地选择合理的防治水方法和制定出具体的带(水)压开采的措施。

二、编制突水系数图所谓突水系数就是指煤层底板每米厚度隔水层可以承受的临界地下水水压值(MPa／m)，它可以作为确定带压开采的临界安全水头的依据之一。

突水系数的应用是通过突水系数图来体现的。

一般包括两种突水系数图，一种是矿区或井田的突水系数图，比例尺常为1：5 000～l：10 000；另一种是大比例尺的采区突水系数图，比例尺一般为1：1 000 1：2 000，甚至更大些。

采区突水系数图的编制方法如下：(1)以采煤底板等高线图为底图，将已知断层和开采上部煤层新发现的断层以及有用的矿井水文地质资料(如口突水点)标于图上。

(2)根据水位资料编制等水位线图。

(3)根据以上两种资料绘制底板等水压线图，等水压线是编制突水系数图的基础资料。

(4)编制有效隔水层厚度等值线图。

根据勘探、生产和补充勘探等资料，确定一些点从煤层底板至底板充水含水层之间的总隔水层厚度，并从中减去煤层开采过程诱发的矿压破坏带和底板充水含水层的原始导升厚度，即得到这些点的有效隔水层厚度；然后把各点数据相应地标在相应比例尺的井田平面图上，用内插法绘制成图。

这张图同样是绘制突水系数图的基础图件。

带压开采可行性研究报告一、项目背景随着能源需求的持续增长和化石能源资源的逐渐枯竭，清洁能源的开发和利用已经成为全球范围内的热点话题。

带压开采作为一种新型的清洁能源开发技术，引起了人们的广泛关注。

本报告将探讨带压开采在当前能源领域的可行性，分析其发展前景和市场潜力，并提出相应的建议。

二、项目概述带压开采是一种通过注入高压水来开采油气资源的技术。

其原理是利用高压水对油气层进行压裂，从而提高油气的开采率。

相比传统的开采技术，带压开采具有效率高、资源利用率高、环保性好等优点。

目前，带压开采已在一些油气田得到了成功应用，取得了良好的经济效益。

三、市场分析1. 带压开采技术具有广阔的市场需求。

随着人们对清洁能源的需求不断增加，带压开采技术在油气田开采领域具有广阔的市场前景。

2. 带压开采技术在国内外市场上的发展势头良好。

国内外一些大型石油公司已经开始尝试在油气田中采用带压开采技术，并取得了一定的成果。

3. 带压开采技术市场竞争激烈。

随着技术的不断进步和市场竞争的加剧，带压开采技术市场的竞争将日益激烈。

四、技术可行性分析1. 带压开采技术具有较高的可行性。

通过对该技术的原理和应用进行分析，可以发现带压开采技术在油气田开采中具有明显的优势。

2. 带压开采技术在实际应用中取得了良好的效果。

已有的实践证明，带压开采技术在油气田开采中取得了良好的效果，具有很高的可行性和实用性。

3. 带压开采技术的发展潜力巨大。

随着该技术在油气田开采中的应用不断深入，其市场前景和发展潜力将会进一步增强。

五、经济可行性分析1. 带压开采技术在经济上具有较高的可行性。

通过对其成本与效益进行分析可以明确带压开采技术在经济上的优势。

2. 带压开采技术在实际应用中取得了良好的经济效益。

已有的案例表明，带压开采技术在油气田中的应用可以取得良好的经济效益。

3. 带压开采技术具有很高的投资回报率。

通过横向比较不同的清洁能源开采技术可以得知，带压开采技术具有较高的投资回报率，具有较高的经济可行性。

横河煤矿下组煤带压开采安全论证摘要：随着我国煤炭工业的快速发展，采掘环境愈来愈恶化，许多矿井面临着煤炭资源紧张的情况。

为了延长矿井生产服务年限实现可持续发展，对深部煤炭资源进行了开发，煤层底板受高承压水威胁的问题随之而来。

以横河煤矿3608工作面为背景，通过对该工作面水文地质条件分析，计算了工作面下部十三灰、十四灰、奥灰水的突水系数，圈定了工作面突水系数等值线。

关键词：横河煤矿；下组煤；带压开采；安全论证1工作面地质背景1.1位置与范围3608工作面为横河煤矿矿三采区16上煤工作面，巷道沿16上煤顶板十下灰岩施工。

相对地面位于鲍店矿南风井以北，地面为我矿3煤塌陷区。

上距我矿3煤采空区约170米，工作面南接三采区轨道巷、皮带巷，北至矿井边界保护煤柱线，西为3609掘进工作面，东为3607、3606、3605工作面采空区。

地面标+38.2，工作面标高-394----319m。

3608工作面面长194m，顺槽长779m。

工作面采用倾向长壁后退式采煤法、一次性采全高综合机械化采煤工艺。

全部垮落法管理顶板。

工作面沿顶底板推进，平均采高 1.3m，采煤机割煤，循环进尺0.6m。

1.2地质构造该工作面位于鲍店向斜的北翼，总体倾角平缓，发育邢家村背、向斜次级褶曲。

邢家村向斜位于块段南部，轴向北东东75°，向东倾伏，北翼倾角较大，约15°～25°，南翼平缓，5°～15°。

邢家村背斜位于块段北部，两翼倾角5°～15°。

依据巷道揭露及物探情况分析，工作面南部为邢家村背斜，北部为邢家村向斜，煤层倾角8°—20°。

2工作面水文地质条件分析通过钻孔及地质资料分析，工作面主要含水层为十下灰、十三灰、十四灰、奥灰含水层（1）十下灰含水层十下灰是采16煤层时的顶板直接充水含水层，是开采16、17煤时的主要充水因素。

横河煤矿矿以往涌水量观测，十下灰水量在12.50～34.78/h之间。

收稿日期:2022 12 07作者简介:刘㊀蔷(1990-),男,山西昔阳人,助理工程师,从事矿山安全管理㊁开采技术㊁项目管理工作㊂doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2023.07.013屯兰煤矿8号煤层带压开采可行性研究刘㊀蔷(山西焦煤集团有限责任公司屯兰煤矿,山西太原㊀030206)摘㊀要:随着近年来采掘区域及开采条件的变化,屯兰煤矿8号规划工作面内及周边断层发育,存在潜在的奥灰突水威胁,故采用数值模拟㊁理论分析等方法对8号煤层后续工作面带压开采的安全性㊁可行性进行评价研究㊂结果表明:8号煤至奥灰含水层间岩层抗水压能力和隔水能力中等,采动影响下底板破坏深度为21.07~26.55m,实际承受的水头压力值均小于安全水头压力,正常块段发生突水的可能性小,建议8号煤后续开采工作面规格为:走向最长1500m,斜长最大不超过200m.关键词:数值模拟;五图-双系数法;奥灰含水层;带压开采中图分类号:TD745㊀㊀㊀文献标识码:A㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2023)07 0050 031㊀工作面概况山西焦煤集团有限责任公司屯兰煤矿于1988年10月经国家计委批准正式开工建设,设计生产能力400万t /a,矿井主采2号㊁8号煤层,现生产盘区为北三㊁南五上组煤和南四盘区下组煤,开发盘区为南三下组煤盘区和南六盘区㊂其中,南四下组煤盘区正在回采18403工作面㊁18402工作面,剩余2个工作面,剩余可采储量约330.2万t,剩余可采期3.3a;南三下组煤盘区为8号煤接替盘区,正在施工盘区大巷,可布置11个工作面,可采储量约1659万t;8号煤层平均2.99m,全井田稳定可采㊂随着近年来采掘区域及开采条件的变化,8号规划工作面内及周边断层发育,局部断层落差较大,存在潜在的奥灰突水威胁㊂依据奥灰水防治工作的需要,对8号煤层后续工作面带压开采安全性㊁可行性进行评价研究㊂2㊀矿井带压开采技术条件评价2.1㊀奥陶系中统岩溶裂隙含水层井田内8号煤层带压开采,主要受奥陶系峰峰组上部及上马家沟组上㊁中部岩溶裂隙水的威胁㊂峰峰组水位标高889.67~1026.84m,单位涌水量0.0036~0.7339L /(s ㊃m),渗透系数0.019~1.664m /d,富水性弱-中等㊂分析峰峰组岩溶水的流场形态应与上马家沟组基本一致,由于峰峰组距下组煤层底板最近,峰峰组内的中等富水区是潜在的突水因素㊂据以往钻孔抽水试验资料,上马家沟组钻孔水位标高824.00~898.90m,单位涌水量0.1486~0.451L /(s ㊃m ),渗透系数0.087~0.755m /d,富水性中等㊂2019年10月观测,井田内上马家沟组水位标高为831.36~913.39m,相对2001年水位上升15~30m.2.2㊀8号煤层底板隔水层分析判断隔水岩柱厚度变化主要依据井田内施工的揭露奥陶系界面的钻孔资料㊂本次主要利用12个揭露奥灰的水文孔和11个终孔层位达到奥灰的煤田孔㊂8号煤层底板隔水层厚度在69.25(426号孔)~120.0m (XST T51号孔),平均厚度92.91m.头南峁断层以北,有一走向NNW -SSE 的条带,宽度1000~1700m,底板隔水层厚度最大,厚度ȡ100m;土地沟断层至王芝茂断层中段的大片区域煤层底板隔水层偏厚,厚度大于100m.井田东部㊁北东部和西南部局部隔水层厚度较小,厚度小于80m.8号煤底板至奥灰峰峰组顶界之间的地层主要隔水层为泥岩类(泥岩㊁炭质泥岩㊁铝土质泥岩)㊁砂岩类(细-粗砂岩及砾岩)㊁石灰岩类(石灰岩㊁泥质灰岩)㊁砂质泥岩㊁粉砂岩及煤层㊂垂向上砂质泥岩同泥岩㊁粉砂岩㊁砂岩等柔性与硬脆性岩石互层沉积㊂层间岩层岩性及厚度详细情况:泥岩类5.12~25.81m,平均18.66m;砂质泥岩5.85~44.56m,平均22.17m;粉砂岩0~24.78m,平均12.67m;煤层0~1.46m,平均0.82m;石灰岩类6.15~11.82m;砂岩类28.14~83.85m.如图1所示㊂8号煤至奥灰顶隔水层中,坚硬岩层与柔性岩层(砂岩㊁石灰岩㊁砂质泥岩㊁泥岩)之和占84.48%.8号煤至奥灰隔水层属于砂泥岩复合型,抗水压能力和隔㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷㊀第7期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀2023年7月水能力中等㊂图1㊀8号煤至奥灰隔水层岩性占比示意2.3㊀矿山压力破坏影响分析底板导水破坏带的深度主要与工作面的斜长㊁底板岩性及其结合状况㊁采深和煤层倾角㊁煤层开采厚度及顶板管理方法等有关[1-2]㊂为探究屯兰矿8号煤层回采工作面对于底板隔水层的破坏情况,采用FLAC 3D 软件,以28120工作面为背景建立三维数值模型,得到工作面开挖期间典型的采场围岩塑性破坏,模拟结果如图2所示㊂当开挖至180m 时,底板破坏范围达到19.20m,随着工作面不断向前推进,围岩塑性破坏区的面积不断变大㊂当开挖至220m 时,底板破坏深度约为20.63m;当开挖至260m 时,底板岩层破坏深度趋于稳定,塑性区破坏范围不再增加,底板破坏深度范围为23.95~25.50m.图2㊀模型开挖后覆岩塑性区图3㊀8号煤层奥灰水带压开采 五图-双系数法 评价㊀㊀带压开采工作面是否会发生突水事故是一个较为复杂的问题,受到煤层厚度㊁底板隔水层厚度㊁隔水层岩性㊁采场底板破碎带深度等多种因素的影响,本文采用 五图-双系数法 对底板突水危险程度进行评价,分析探讨整个井田范围内8号煤层带压开采的安全性,为后续工作面的设计㊁施工㊁生产提供参考依据㊂1)㊀底板保护层破坏深度等值线图㊂屯兰煤矿无底板保护层破坏深度实测数据,各钻孔处8号煤层底板埋深在133.75~777.59m 之间,采用的经验公式为[3]:h 1=0.0085H +0.1665α+0.1079L -4.3579式中:H 为开采深度m;α为煤层倾角,取6ʎ;L 为工作面斜长,取225m.计算8号煤层 导水破坏深度 发育高度21.07~26.55m,平均23.57m.2)㊀底板保护层厚度等值线图㊂8号煤层底板隔水层厚度为69.25~120.0m,平均厚度92.91m.总体在井田北东部㊁中部和东南部较厚(ȡ100m),井田东部㊁北东部和西南部局部隔水层较薄(<80m)㊂3)㊀煤层底板上的水头等值线图㊂随着8号煤在井田范围内从东北向西南,东北随着深度的增加,水头值也逐渐增加,北部井田边界处水位高度为120m,至井田南部增至340m.4)㊀有效保护层厚度等值线图㊂据经验公式计算的 导水破坏深度 发育高度21.07~26.55m,平均23.57m.据此计算出的 有效保护层 厚度在46.29~137.42m 之间,总体上西南部厚度较大,向东北逐渐变薄㊂5)㊀带压开采评价图㊂M 值定义为煤层底板隔水层厚度,P 值定义为煤层底板隔水层承受的水头压力,即得带压系数T 1=P /M , 突水系数 T 2=P /(M -C p )㊂C p 为底板岩层破坏深度,井田内8号煤层 带压系数 在0.013~0.05MPa /m 之间, 突15第7期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀刘㊀蔷:屯兰煤矿8号煤层带压开采可行性研究㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀水系数 在0.017~0.075MPa/m之间㊂对比 三级判别 与双系数评价标准[4],本井田没有Ⅰ级评价范畴,故将井田分为Ⅱ㊁Ⅲ级评价区域㊂具体分述如下:井田绝大部分区域,即自北向南至T37孔和440孔一带,8号煤层埋深575~708m的正常地带范围, 双系数 均小于0.06MPa/m,属Ⅲ级评价的范畴㊂该区段底板采动导水破坏带深度较大,为21.07~ 26.55m,有效保护层厚46.29~137.42m,底板隔水层承受的水压值为1.169~4.243MPa,突水危险性较小㊂但井田内断裂构造发育,落差较大,断层附近底板破坏带深度达到正常地带的1.5倍,且断层落差造成 双系数 均增大,在遇断裂构造导水时8号煤及以上煤层局部均有发生突水的可能㊂在井田西南部边界一带,即T37孔以南,煤层埋深大于708m的范围,带压系数低于0.06MPa/m,而突水系数高于0.06MPa/m,属Ⅱ级评价的范畴,此区段底板有效保护层厚53.35~62.75m,正常块段底板发生突水的可能性小,但在大落差的断层附近,如果遇导水通道时下组煤甚至上组煤在局部地带均有发生突水的可能㊂4㊀带压开采工作面的优化设计如上所述,正常地质条件下,采掘工作面一般不会发生奥灰突水㊂但规模较大的断层破坏了隔水层的隔水性能,减小了煤层底板隔水层厚度,这是客观存在且不容改变的㊂通过优化工作面可以减少或控制煤层底板破坏带深度,从而避免底板涌(突)水事故的发生㊂优化工作面开采设计原则有:1)㊀工作面推进时应尽量避免断层全部暴露,保证在工作面回采时,断层大部分被压住,减少断层活化,从而实现安全开采㊂2)㊀工作面回采期间要控制悬顶长度,在必要时进行强制放顶;改进采煤工艺和管理,提高工作面推进速度,避免或减少底板岩体因蠕变而降低其力学强度的危险㊂3)㊀选择合理的开采方法和开采参数,减小采动影响,合理优化工作面长度,控制底板采动破坏深度㊂4)㊀从底板破坏带实测资料分析得知,在底板隔水层厚度不变的前提下,减少工作面斜长,可以减少底板破坏深度,相对增大隔水层厚度,增强抗水压能力㊂综合本矿井地质㊁构造条件㊁资源利用率㊁经济效益㊁安全生产等多方面因素,建议8号煤开采工作面规格为:走向最长1500m,斜长最大不超过200m.5㊀结㊀语通过对屯兰煤矿以往地质㊁水文地质资料及矿井采掘中相关资料的充分收集,在进行分析研究的基础上对8号煤带压开采进行分析评价,主要结论如下:1)㊀奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层为煤层底板充水的主要含水层,富水性极不均一,峰峰组上段为本区奥陶系第一含水层,厚40m左右,单位涌水量0.0036~0.7339L/(s㊃m)(GS-15号孔),富水性弱-中等,本层是奥灰突水的主要水源;2)㊀8号煤层与奥灰含水层间隔水层属于砂泥岩复合型,通过 五图-双系数法 的研究表明,8号煤层实际承受的水头压力值均小于安全水头压力,总体而言8号煤层带压回采一般是相对安全的; 3)㊀建议8号煤开采工作面规格为:走向最长1500m,斜长最大不超过200m.参考文献:[1]㊀杨㊀忠,李晓龙.带压开采煤层底板破坏深度研究[J].能源与环保,2022,44(5):306-310. [2]㊀付聪杰.五龙煤业15号煤层奥灰水带压开采技术研究[J].煤,2022,31(5):4-6,11.[3]㊀郭㊀泉.带压开采工作面长度对底板破坏深度的影响研究[J].山西化工,2022,42(2):153-155. [4]㊀赵㊀辉.屯兰矿奥灰水带压开采变化研究[J].矿业装备,2022(2):33-35.[责任编辑:常丽芳]25㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷。

收稿日期:20040309基金项目:国家自然科学基金项目(50374044);留学回国人员基金项目(教外司留[2003]406)作者简介:施龙青(1964-),男,江苏省扬州市人,教授,工学博士,博士生导师,从事矿井水害防治及地质工程方面研究.第34卷第1期 中国矿业大学学报 V ol.34N o.12005年1月 Jour nal of China U niversity o f M ining &T echno logy Jan .2005文章编号:1000-1964(2005)01-0016-08开采煤层底板“四带”划分理论与实践施龙青1,韩　进2,3(1.山东科技大学研究生教育学院,山东泰安　271019;2.山东科技大学信息科学与工程学院,山东泰安　271019;3.上海大学机电工程与自动化工程学院,上海　200072)摘要:简述了国内外开采煤层底板突水机理的研究现状.基于损伤力学、断裂力学和矿山压力理论,在开采煤层底板“三带”划分理论基础上,提出了开采煤层底板“四带”划分理论,即开采煤层底板可以划分出Ⅰ矿压破坏带;Ⅱ新增损伤带;Ⅲ原始损伤带;Ⅳ原始导高带.对比分析了上述2种理论的共同点和不同点,推导出开采煤层底板“四带”理论中各带厚度的计算公式,给出了底板突水判别方法.结合肥城煤田开采煤层底板探测实例,说明开采煤层底板“四带”存在的客观性.关键词:煤层底板;“四带”理论;底板突水;突水判别方法中图分类号:TD 745 文献标识码:AT heory and Practice of Dividing CoalMining Area Floor into Four-ZoneSHI Long -qing 1,HAN Jin 2,3(1.Colleg e o f Postgr aduate Education,Shandong U niv ersity of Science and T echnolog y ,T aian,Shandong 271019,China ;2.Colleg e of Information Science Engineering ,Shandong U niversity o f Science and T echnology ,T aian,Shandong 271019,China ;3.College of M echanical and Elect ronical Engineering &A utomatic Engineering ,Shanghai U niv ersity,Shang hai 200072,China)Abstract :The present research situation of w ater-inrush from coal m ining area floor w as briefly introduced.A new theory of dividing coal mining area floor into four-zone is put forw ard,that is the mining area floor can be divided into broken zone caused by underground pressure;new damaged zone ;original dam aged zone and original w ater flowing zone .The formula to calculate the zone is induced and the method to judge w hether the w ater -inrush from mining area floor happen or not is introduced .The validity to divide the m ining area floor into four -zone is ex pressed w ith an ex am ple to survey the four -zone in m ining area floor in Feicheng coalfield .Key words :coal floor ;four -zone theory ;w ater -inrush from floor ;method to judg e water inrush 底板突水机理研究可以追溯到20世纪初,到40年代至50年代,匈牙利韦格弗伦斯第一次提出底板相对隔水层的概念.60年代至70年代,匈牙利将相对隔水层厚度的概念列入《矿业安全规程》.70年代至80年代末期,部分岩石力学工作者研究了底板的破坏机理.我国在60年代提出突水系数概念.70年代后期修改了原有的突水系数概念.80年代各具特色的理论应运而生,最具有代表性的有开采煤层底板“三带”划分理论、原位张裂与零位破坏理论、板模型理论、关键层理论[1]. 以山东科技大学为代表所创建的开采煤层底板“三带”划分理论,在指导矿井水害防治方面起到了重要的作用[2].然而,自该理论创建十余年来,一直没有得到深入地发展,多数尚停留在对现象的解释.阻碍这一理论发展和广泛应用的主要原因有2点:一是该理论的一些基本概念尚未十分明确,二是该理论对各带形成的力学本质揭示不够.为此,笔者从现代损伤力学及断裂力学理论出发,提出了开采煤层底板的“四带”划分理论,并用实例说明其正确性.1　基本概念开采煤层底板“三带”划分理论把底板划分为[3]:Ⅰ底板破坏带或“导水破坏带”(h 1);Ⅱ完整岩层带或“阻水带”(h 2);Ⅲ承压水导高带或原始导高带(h 3),如图1所示.该理论的主要不足之处在于:一是基于弹性力学理论推导出底板破坏带的理论计算公式,而弹性力学是建立在一些列基本假定基础上的[4],所有这些假定是不适合岩体的力学特征.二是“三带”理论没有考虑承压水对底板岩层的破坏作用.图1　开采煤层底板“三带”划分模型F ig .1　T he three -zo ne model of dividingcoal mining area floo r图2所示,为开采煤层底板“四带”划分理论的模型,即将开采煤层底板自开采煤层底板的顶到含水层之间的岩层划分出4个组成带:Ⅰ矿压破坏带;Ⅱ新增损伤带;Ⅲ原始损伤带;Ⅳ原始导高带.图2　开采煤层底板“四带”划分模型F ig .2　T he fo ur -zone model of div idingcoal mining area floo r下面从力学性质和隔水能力方面阐明各带的基本特征.1)第Ⅰ带(h 1),“矿压破坏带”是指矿山压力对底板的破坏作用显著,底板岩石的弹性性能遭到明显伤失的层带.其特点为:岩石处于黏弹性状态;各种裂隙不仅交织成网,而且惯通性好、导水性能很强;岩层的连续性彻底破坏,完全失去了隔水能力;承压水沿该带突出所消耗的能量仅仅用于克服突水通道中的沿程阻力.2)第Ⅱ带(h 2),“新增损伤带”是指受矿山压力破坏的影响作用明显,岩石弹性性能发生了明显改变的层带.其特点为:底板岩层的原有抗压强度明显降低,但岩层的弹性性能尚未完全失去,即岩石仍处于弹性状态;岩层的原有裂隙得到了明显地扩展,但尚未相互贯通;岩层具有一定的连续性和隔水能力;承压水要沿该带突出,其消耗的能量主要用于贯通裂隙.3)第Ⅲ带(h 3),“原始损伤带”是指不受矿山压力破坏作用的影响或影响甚微,岩石弹性性能保持不变的层带.其特点为:岩石保持原有弹性性能;岩层内的裂隙保持原先的非相互贯通状态;岩层的连续性和隔水能力良好;底板水要沿该带突出,其消耗的能量主要用于破坏岩石及贯通裂隙.4)第Ⅳ带(h 4),“原始导高带”是指不受矿山压力作用的影响,并发育有承压水的原始导高的层带.其特点为:因水化学作用,岩石处于弹塑性、塑性状态;裂隙发育差参不齐,并已成为突水通道;岩层的连续性差;底板水从该带突出只需克服沿程阻力.2　各带厚度的确定2.1　矿压破坏带矿压破坏带形成的实质是:原始损伤底板中的裂隙,在矿山压力作用下扩展并相互贯通.从力学角度来分析,能使底板裂隙相互贯通的矿山压力所达到的最大深度即为矿压对底板岩层破坏带的深度(厚度).因此,计算出矿山压力使得开采煤层底板原始裂隙相互沟通的最大深度就得出了矿压破坏带的厚度.岩石中裂隙相互贯通方式有3种模式[5]:岩桥张拉型破坏、岩桥剪切型破坏、岩桥拉剪复合型破坏.以下推导底板裂隙不同贯穿模式下所需的最大主应力,然后,根据矿山压力对底板岩层破坏的特点,从这3种模式中确定出用于底板最大破坏深度的计算.17第1期 施龙青等:开采煤层底板“四带”划分理论与实践1)岩桥张拉型破坏若岩桥是由张性翼裂纹扩展而贯通(如图3),且分支翼裂纹沿主压应力R1方向扩展,设二雁型裂纹的垂直间距为h0,则翼裂纹贯通时,分支裂纹的扩展长度l为l=h0/cos U.(1)图3　岩桥张拉型破坏模型F ig.3　T he t ension fractur e model of rock br idge根据断裂力学理论[5],分支裂纹尖端的应力强度因子K I为 K I=P AõF1+Lõ1+L2+2L cos U×1253(R x y+f sõR xx)×1-16(1+L)2+2.5R3L×0.4L sin U+1+L cos U1+L,(2)式中:L=la;a为节理的半长;F为裂纹间相互的影响因子;U为裂纹与水平方向夹角;f s为岩石的摩擦系数.则由断裂力学理论知,岩桥的贯通强度为　R1=K ICõ1+Lõ1+L2+2L cos UFõP aõ0.4L sin U+1+L cos U1+L-R31253C tsin2U2+C n f s cos2U×1-16(1+L)2+2.5L　/1253C n f s sin2U-C t2sin2U×1-16(1+L)2,(3)式中:C n,C t分别为传压、传剪系数.2)岩桥剪切型破坏当岩桥的最终破坏属于剪切型(如图4)时,岩桥的临界强度可按M ohr—Coulomb准则求得 12(R3-R1)sin2A+ f s(R1sin2A+R3cos2A)+C r=0.(4)图4　岩桥剪切破坏型F ig.4　T he sheer fr actur e mo del of r ock br idg e由断裂力学理论知[6],岩桥贯通强度R1为R1=sin2A+2f s cos2A2f s sin2A-sin2AR3-2C r2f s sin2A-sin2A,(5)式中:A为岩桥倾角;C t为岩石黏结力.3)岩桥拉剪复合型破坏岩桥的拉剪复合破坏(如图5)是由于岩桥中部首先产生的张拉裂纹EF和原生裂纹AB,CD扩展出来的剪切裂纹AF,CE连通而引起的.图5　岩桥拉剪复合破坏模型F ig.5　T he tension-sheer fr acture model of r ock bridg e岩桥的贯通强度按下面的假定估算:a)张拉裂纹EF沿方向R1,且EF表面点的法向应力均达到材料的抗拉强度R t;b)节理面上的点的应力状态满足M ohr—Coulomb准则.由力的平衡条件得∑F x=0,∑F y=0,h1R t+4a sin UõS j+4a cos UõR j+4l　4l cos AõR r-R3(4aõcos U+4l4a cos UõS j-4sin UõR j+4lõcos　4lõsin AõR r+R1(4a sin U+4l sin18 中国矿业大学学报 第34卷由式(6)及R r f r+C r+S r=0得　h1R t(sin A+f r cos A)+4a[f r sin(U-A)+cos(A-U)]õS j+4a[f r cos(A-U)+sin(A-U)]õR j-4lõC r-R3(4a cos U+4lõcos A)õ(sin A+f r cos A)+R1(4a sin U+4l sin A)õ(-f r sin A+cos A)=0,(7)根据断裂力学理论[6]及式(7)得岩桥的贯通强度为R1=h1R t(sin A+f r cos A)-4lõC r+B R3A,(8)式中:R t为岩石的单轴抗拉强度;C r为岩石的黏结力;f r岩石的摩擦系数.A=-(4A sin U+4l sin A)õ(-f r sin A+cos A)+ 2A C t sin2Uõ[-f r sin(A-U)+cos(A-U)]-4AõC n sin2Uõ[f r cos(A-U)+sin(A-U)];B=-(4A cos U+4l cos A)õ(sin A+f rõcos A)+ 2AõC tõsin2Uõ[-f r sin(A-U)+cos(A-U)]+4aC n cos2Uõ[f r cos(A-U)+sin(A-U)].根据矿山压力控制理论[6-7],煤体支承压力(R z)随开采煤层底板垂距(z)衰减的规律为R z=K max C H e-0.0167z,(9)式中:K max为矿山压力最大集中系数;C为上覆岩层容重;H为采深.将R z=R1代入式(9),得矿山压力对开采煤层底板破坏深度(h1)的理论计算公式为h1=59.88ln K max C HR1.(10)大量的研究证明[8-14],矿山压力对底板的破坏是通过拉剪力复合作用实现的,即矿山压力造成底板岩层的原始裂隙扩展贯通的模式取第三种更符合实际.因此取式(8)R1用于式(10)的计算.由式(10)知,矿山压力对开采煤层底板的破坏深度h1同采深及岩层的比重C成正相关关系,而同底板原始裂隙扩展相互贯通所需的最大主应力R1成负相关关系.由式(8)知,最大主应力R1同图5中的h1, R t,C r,f r,l,A及R3成正相关关系.因此,底板破坏深度也同这些参数成负相关关系.2.2　新增损伤带(h2)矿山压力对底板的损伤与破坏作用是从原始裂纹尖端起裂开始的,开裂的裂纹进一步地增长,最终实现对岩石的破坏.因此,用能够使原始裂纹起裂的矿山压力所达到的最大深度,减去其破坏深度即为新增损伤带的厚度.原始裂隙受矿山压力的影响,在其尖端的拉应变区产生断裂,应用最大拉应力理论分析断续裂隙岩体的初裂强度.考虑2种情况(图6)[5]:一是有水平构造压应力存在,如向斜部位,选用双向压缩载荷模式;二是有水平构造拉应力存在,如背斜部位,选用拉压缩载荷模式.图6　节理初裂强度分析示意图Fig.6　Sket ch diagr am show ing the jo intinitial break intensity1)双向压缩载荷作用根据断裂力学理论,K I=23(R xy+f s R xx)P A F,(11)R xy=C tõR3-R12sin2U,R xx=C n(R1sin2U+R3cos2U),式中:C n,C t分别为传压,传剪系数;F为裂纹间相互作用的影响因子.若R xx>0,则有F1AC=1+(2e-2U-1)(1+p c)(1-p c)3+2e-2U(1-p c)2+4(e-2U-1)(1+(1-p c)2)[1-(1-p c)2]22(1-e2U).(12)式中　p c为裂纹长度(2a)及两裂纹中心距(z)的函数,即z=a/2p c+1p c.若R xx<0,则有F1AC= 1.由R xy决定的影响因子F2AC为　F2AC=1+1+p c(1-p c)3+4[1+(1-p c)2][1-(1-p c)2]2+2[3(1-p c)2](1-p c)2[(1-p c)2-1],(13)F=F1A CõF2AC=F2AC.(14)可得断续节理岩体的初裂强度为R IC=3K I CP AõF-R3[2f s cos2U C n+C t sin2U]2C n f s sin2U-C t sin2U.(15) 2)拉压载荷作用19第1期 施龙青等:开采煤层底板“四带”划分理论与实践满足R x x=R3cos2U+R1sin2U>0时,式(11)成为　K I=32P Aõcos H2×R x y sin H+23R x xõcos2H2õF.(16)开裂角H0及初始断裂强度由下式求得R xxõtan p H02+R xy2tan2H02-1=0,R IC=K I C×23õ1cosH02P AõF-12C r sin2U+23cos2H02õsin2UõC nõR3/-12C tõsin2U+23C n cos2H02õsin2U.(17)将R I C带入式(10),即得矿山压力能够引起底板原始裂隙扩展的深度(Z)为Z=59.88ln K max C HR IC.(18)显然,Z包含了底板裂隙扩展并连通的部分,又包含虽扩展但没有连通的部分,即是矿压破坏带和新增损伤带之和.因此新增损伤带h2的厚度为h2=Z-h1=59.88ln R I CR1.(19)如果有水平构造压应力存在,式(19)中R I C的取式(15)的结果.如果有水平构造拉应力存在,取式(17)的结果.2.3　原始损伤带(h3)原始损伤带的确定有多种方法,如物探法、钻孔注水法.其中通过采前和采后同一个底板位置钻孔注水漏失量的比较是确定开采煤层底板采后原始损伤带是否继续存在及其厚度的最直接方法.此外,在已知原始导高带的前提下,可以用以下公式求h3h3=h-(h1+h2+h4),(20)式中　h为底板厚度,即煤层底板至含水层顶部的厚度(参见图2).岩层的原始损伤与煤田内构造发育密切相关.特别是滑动构造发育的煤田,岩层的原始损伤要比没有滑动构造发育的煤田显著.例如,山东肥城煤田因滑动构造的影响,整个煤田绝大部分区域的煤层底板岩层都遭受不同程度的原始破坏,形成损伤度较大的原始损伤底板,这是肥城煤田开采下组煤是经常发生底板突水的重要原因之一.2.4　原始导高带(h4)在生产实践中,原始导高带厚度确定是根据以下方式来进行的:钻孔尚为达到含水层就有一定量的涌水,此时涌水点到含水层的距离即为导高带的厚度.导高形成的基础是构造裂隙,发展和升高的动力是水的楔劈作用和应力溶蚀作用[16].在华北煤田强迳流带上都发育不同标度的导高,其上界参差不齐,大小不一,有的矿区或部位也许无原始高带存在.如肥城煤田9煤层的底板,有的部位原始导高带最大高度可达20m,而有的部位则没有原始导高.3　回采底板破坏型突水条件根据矿山压力在采场及巷道的分布特点,底板的突水类型可划分为以下几种类型[1]:煤矿底板突水A　掘进沟通 (断层、陷落柱)型掘进沟通　断层型突水掘进沟通　陷落柱型突水B　回采影响断层型突水C　回采底板 破坏型突水裂隙通道型突水陷落柱通道型突水根据开采煤层底板“四带”划分理论,一般情况下回采底板破坏型突水底板突水与否的判断依据为:1)若h3≠0,则不突水;2)若h3=0,h2≠0,且p<R(1-D),则不突水;其中,p为承压水的水压,R为损伤底板岩石抗压强度,D为底板损伤变量[14],D≤1;3)若h3=0,h2≠0,且p>R(1-D),则突水;4)若h3=0,h2-0,则突水.4　实例分析4.1　设计方案为了证明开采煤层底板“四带”划分的正确性,选择肥城煤田曹庄煤矿8812工作面和9604工作面,采用“钻孔双端封堵测漏监测仪”(如图7所示)沿钻孔进行分段封堵注水进行验证.验证分两步走:采前验证煤层底板存在裂隙,即存在“原始损伤”和“原始导高”;采后煤层底板存在“矿压破坏带”和“新增损伤带”.8812工作面8煤平均1.97m,煤层倾角平均20°,工作面标高以-330.8m为工作面下限,工作面斜长120～130m,下距五灰平均厚度为36.41 m,底板为黏土岩、粉砂岩、煤层及薄层灰岩组成. 9604工作面9煤平均1.35m,煤层倾角平均17°,工作面标高-185～-225m为工作面下限,工作面20 中国矿业大学学报 第34卷图7　双端封堵测漏监测仪装置F ig.7　T he inst allation o f double endssealed w ater-loss monitor斜长120～130m,下距五灰平均厚度为23.35m,上距8煤平均12.43m,底板为炭质页岩、粉砂岩.钻探工程利用现有的钻机硐室设计钻孔,共设计4个钻机硐室:8812工作面布置2个钻机硐室,设计钻孔5个,终孔位置距五灰5m;9604工作面布置2个钻机硐室,设计钻孔4个,终孔位置距五灰顶3 m;每个钻机硐室的各钻孔的孔口位置可错开一定的距离,并选择不同的倾角,以防孔间的相互影响.钻孔设计具体参数见表1.表1　监测钻孔设计Table1　The design of monitored drill s 地点硐室孔号方位角/(°)倾角/(°)孔深/m孔径/mm备注8812工作面钻窝18-1271-2641<898-2267-1456.5<89备用孔8-3263-1066<89钻窝28-4268-2049<898-5268-4532<899604工作面钻窝39-1211+174<89原J3孔9-2200-450<89钻窝49-3208-164<89原Z254孔9-4199-1931.5<8981002工作面钻窝58-6160-3837<89总计510501钻孔结构开孔<127mm,下<108mm孔口管,终孔直径<894.2　现场实测在2002年11月7日和8日分别对8812工作面8-4孔和8-5孔和96042工作面9-1孔,9-2孔, 9-3孔和9-4孔进行采前观测.8-1孔,8-2孔及8-3孔因为现场不具备观测条件,没有进行采前观测.采前观测数据见表2.表2　采前各钻孔监测数据漏失量单位:l/min;长度单位:m T able2　T he mo nitor data befor e mining coal seam8-4孔孔深漏失量8-5孔孔深漏失量9-1孔孔深漏失量9-2孔孔深漏失量9-3孔孔深漏失量8-6孔孔深漏失量16.78012.59034.27026.27032.351813.50 18.78013.59036.27028.27034.35 5.613.50 20.78014.59038.27030.27036.35 4.415.512 22.78515.59040.27032.27038.35016.5024.78516.59042.27034.27040.359.617.50 26.78517.59044.27036.27042.35 6.619.51228.78518.59046.278(1min后无漏失)38.27044.351121.51130.78520.591448.278(1min后无漏失)40.27046.358.223.51132.78521.59450.27042.27024.511 34.78522.59052.271144.27026.012 36.78523.59054.27946.27027.59 38.78524.59056.27 4.448.27029.5025.59058.27 4.431.5026.59060.27 4.433.51227.59062.27 4.434.5028.59064.27 4.435.5029.59066.27 4.430.59068.27 4.270.27 4.4 分析采前各孔的观测数据可知,采前8-5孔, 9-2孔底板岩层原始裂隙不发育,底板岩层完整性较好.8-4孔在孔深22.78m以下均有5L/min的漏失量,说明原始裂隙发育,但裂隙的连通性不是很好.9-1孔在孔深46.27m以下出现较大的漏失量,最大值达12L/m in,说明原始裂隙发育.9-3孔21第1期 施龙青等:开采煤层底板“四带”划分理论与实践和9-4孔一直有涌水现象,特别是9-3孔,底板裂隙特别发育,全孔漏水,漏失量大,达18L/min,说明9煤底板的原始导高已经高达9煤层与五灰之间的层间距,平均值为23.35m.2003年7月29日,对81002工作面8-6孔进行采前观测,发现煤层底板岩层裂隙比较发育,特别是在孔深19.5～27.5m之间,原始裂隙相当发育,最大漏失量达12L/min.以上数据分析表明能够反映两点事实:一是煤层的底板并不是一个完整的岩层,而是存在裂隙的“原始损伤体”;二是煤层底板的确存在“原始导高带”.曹庄煤矿于2002年11月对9604工作面和8812工作面进行回采.采后三个月左右,对9604工作面9-1孔、9-2孔进行采后观测,采后观测数据见表3.表3　采后各钻孔观测数据漏失量单位:L/min;长度单位:mT able3　T he monito r dat a after mining coal seam9-1孔9-2孔8-4孔8-5孔8-6孔孔深漏失量孔深漏失量3362515346271136152943814.43113.640 3.4339.642 1.6357.344 5.8378.74611(2min30s后无漏失)388.64813(2min后无漏失)40 5.6490420 500440 52.2711460 54.279480 56.27 4.458.27 4.460.27 4.462.27 4.464.27 4.466.27 4.468.27 4.270.27 4.4孔口一直有涌水.水量:120～160L/min,水压1.8M Pa.孔口一直有涌水.钻孔严重变形.扫孔后只能下<73钻头.孔深漏失量12014816018820 5.822824726828830832834034.60 对比各孔观测结果可知,9-1孔和9-2孔采后底板明显产生破坏,最大漏失量达5L/min.9-1孔最大破坏深度在孔深的44m处,相当于12.1m 的“矿压破坏带”.比较该孔采前和采后在孔深46～48m之间的漏失量的特征,可以肯定该深度之间的岩层裂隙有所扩展,但最终没有同孔深44m 处的裂隙沟通,因此,该范围便是“四带”理论中的“新增损伤带”.9-2孔破坏深度在孔深的40m处,相当于14.2m的破坏深度.9-4号孔采后变形剧烈,扫孔时掉钻,无法进行进一步观测.9-3号孔一直在涌水,而且水量较大,无须进行进一步观测.因8812工作面采后各钻孔涌水量较大,造成观测巷道积水太深,经多日排水后,于2003年4月26日对8812工作面进行采后观测.8-4孔孔口一直涌水,水量120～160L/min,即7.2～9.6m3/h,水压1.8M Pa,这个水压是五灰水一般情况的压力,说明裂隙已发育到五灰,即底板破坏深度已达到五灰顶界,相当于36.5m.8-5孔全孔严重变形,多次扫孔后,也只能下<73钻头,且孔口有涌水,也说明裂隙已发育到五灰,即底板破坏深度已达到五灰顶界,相当于34.0m.另外,五-133孔与8-4孔, 8-5孔相距很近,其采前涌水量为15L/min,采后涌水量增加到30L/m in,也充分说明底板破坏深度已达五灰.值得注意的是在观测孔附近,巷道底臌严重,采后底板上升0.5m,说明底板破坏非常严重.2003年11月1日,对8-6孔进行采后观测,发现从孔深18m一直到孔深32m,出现连续漏水,说明开采煤层底板破坏深度至少达孔深32m,相当于距8煤层底板21.8m.采后的观测数据表明,开采煤层底板在遭受到22 中国矿业大学学报 第34卷矿山压力破坏后,除了出现“矿压破坏带”外,还可以形成“新增损伤带”.以上的实测资料证明,开采煤层底板的确存在矿压破坏带、新增损伤带、原始损伤带、原始导高带,但并不是处处都出现完整的“四带”,例如在本次实测中,仅仅在9-1孔探测到了“新增损伤带”.5　结　论1)开采煤层底板可划分出“四带”:Ⅰ矿压破坏带;Ⅱ新增损伤带;Ⅲ原始损伤带;Ⅳ原始导高带.2)开采煤层底板岩层不是一个完整的岩体,而是一个受到各种地质营力作用以后所形成的损伤体,运用现损伤力学和断裂力学分析方法能够推导出矿压破坏带和新增损伤带的理论计算公式.3)实践证明,开采煤层底板除了存在“三带”理论中的底板破坏带、阻水带、承压水导高带外,还存在“四带”理论中的“新增损伤带”.4)根据开采煤层底板“四带”划分理论建立的无断层影响下的回采底板破坏型底板突水判别条件,反映了“新增损伤带”在判断底板突水中的意义,即尽管新增损伤带具有阻水的作用,但是当承压水压力达到一定程度时,新增损伤带就会失去隔水能力.因此在只存在新增损伤带而不存在“原始损伤带”的开采煤层底板中,可以通过新增损伤带阻抗承压水压力的能力来判断开采煤层底板是否会突水.参考文献:[1]　施龙青.薄隔水层底板突水机理及预测预报研究[D].泰安:山东科技大学资源与环境工程学院,1999.[2]　国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京:煤炭工业出版社,2000.23-243.[3]　徐芝纶.弹性力学[M].北京:高等教育出版社,1990.9-10.[4]　朱维申,李述才,陈卫忠.节理岩体破坏机理和锚固效应及工程应用[M].北京:科学出版社,2002.109-113.[5]　高　庆.工程断裂力学[M].四川:重庆大学出版社,1986.22-37.[6]　宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1998.78-94.[7]　蒋金泉.采场围岩应力与运动[M].北京:煤炭工业出版社,1993.232-243,259-285.[8]　Shi L Q,Singh R N.Study of mine w ater inr ushfrom floor str ata through faults[J].M ine W ater andthe Envir 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y.1999,18(1):14-17.[14]　余天庆,钱济成.损伤理论及应用[M].北京:国防工业出版社,1993.75-77.(责任编辑　陈其泰)23第1期 施龙青等:开采煤层底板“四带”划分理论与实践。

梁北煤矿21011工作面带压开采技术研究摘要：梁北煤矿21011工作面位于矿井21采区上部第一区段，北部为11151已采工作面，工作面西段下方为原21031工作面采空区。

工作面开采二1煤层，埋深为－526.7～－601.7m之间，工作面地质储量149.66万吨，计算可采储量139.18万吨。

经过对工作面进行瞬变电磁勘探研究，寒武系灰岩含水层顶界上距二1煤层底板距离约为70m,隔水层厚度为57.6m，工作面采动后底板最大破坏深度为18m。

工作面机巷底抽巷观测到寒灰水压最大1.9Mpa，工作面底板寒灰上界面水头压力为2.4Mpa。

预计在工作面回采过程中，随着采空区面积加大、底板破坏深度的加深，寒灰水可能通过底板导水裂隙进入工作面发生突水。

文章对21011工作面带压开采技术进行了探讨。

一、工作面带压开采措施（一）底板注浆改造21011工作面在回采时有发生突水的可能性，应重点采取相应的防治水措施，必须进行煤层底板加固工程。

按照“周镶边、全覆盖、同层位”的原则，对工作面底板寒武系灰岩含水层全部进行注浆改造，终孔层位为进入寒武系灰岩含水层上界面以下法线距离30m，钻孔以控制半径30m进行均匀布孔。

工作面回采前需要进行底板注浆改造，钻孔终孔扩散半径按30m设计，进入寒灰上界面垂深不低于30m，做到“一孔多用”，既进行底板注浆改造又达到注浆堵水的效果。

同时考虑工作面内可能有3条勘探断层，为确保工作面回采不受断层水威胁，钻孔均从断层上盘经断层带进入断层下盘，钻孔终孔扩散半径按30m设计，进入寒灰上界面垂深不低于30m。

钻孔施工过程中，对出现单孔水量大于30m3/h的钻孔和物探异常区施工检验孔进行检验，确保工作面改造率达到100%。

（二）疏水降压利用该工作面上部-550m水平施工的疏放水孔、11151工作面和原21031工作面的老空区出水点，在回采期间继续进行疏水降压，最大程度上降低底板寒武系灰岩含水层水头压力。

（三）加强实时水文观测利用在地面施工的01613、0149水文观测孔及井下-650m水平的21-1水文观测钻孔，继续对底板灰岩含水层水文动态进行观测，为该工作面回采期间的防治水工作决策提供依据。

新城金矿-580m中段采场地压与开采方式优化研究的开题报告一、研究背景新城金矿是一座典型的露天金矿，位于中国河南省南阳市淅川县，是该地区的主要金矿开采地之一。

该矿区地质条件复杂，存在覆盖层较多、断层较发育、岩性复杂等问题，给矿区开采带来了许多困难和挑战。

其中，地压问题一直是新城金矿开采中的重要问题之一。

在新城金矿的中段采场，地压问题尤为突出，采场地压主要表现为岩体变形、岩层位移等现象，严重影响了采场安全生产和开采效益。

为解决这一问题，需要探索合理的采场开采方式和地压控制方法。

二、研究目的本研究旨在对新城金矿中段采场地压及其与采场开采方式的关系进行研究，探索采场开采方式优化与地压控制方法，提高采场安全生产和经济效益。

三、研究内容1. 中段采场地质条件和地压特点分析：分析中段采场地质条件、断层分布、岩性特点和地压特点等因素，了解采场地压状况和成因。

2. 采场开采方式优化研究：综合考虑中段采场地质条件，比较不同采场开采方式的优缺点，探讨优化采场开采方式的具体措施，以改善地压问题。

3. 地压控制方法研究：总结国内外采场地压控制方法，结合新城金矿中段采场的实际情况，研究适合该矿区的地压控制方法。

4. 研究方案提出：综合以上内容，制定出适合新城金矿中段采场地质条件和地压特点的采场开采方式优化和地压控制方法，提出具体的实施方案和建议。

四、研究意义1. 对新城金矿中段采场的地压问题进行深入分析，探究其成因和机理，为地压控制提供理论基础。

2. 研究优化采场开采方式和地压控制方法，改善矿区地压现象，提高采场安全生产和经济效益。

3. 提出新城金矿中段采场地压控制和采场开采方式优化的实际应用方案，为该矿区后续的开采工作提供借鉴和指导。

五、研究方法本研究采用实地调研、样本取集、试验研究、理论分析和数值模拟等研究方法，通过对新城金矿中段采场地质条件、采场开采方式和地压控制方法等方面的研究，提出合理的解决方案。

六、研究计划本研究计划用时6个月，具体的研究工作计划如下：第1-2个月：调研和文献综述第3个月：中段采场地质条件和地压特点分析第4-5个月：采场开采方式优化研究和地压控制方法研究第6个月：研究方案提出和总结七、研究预期成果1. 研究报告：撰写《新城金矿-580m中段采场地压与开采方式优化研究》报告。

我国能源战略研究中的区域划分方法探讨李利新;赵黛青;陈勇【期刊名称】《中国能源》【年(卷),期】2005(027)008【摘要】针对我国经济发展过程中,城乡之间以及地区之间的经济状况存在巨大差异的现象,本文首次提出了挖孔式分区法,该方法及其特点进行了详细的阐述,并给出了该方法在广东省内进行区域划分的一个应用实例.该方法可以将经济发展状况存在巨大差异的地区划分在不同的子区域中,每个子区域的宏观经济特征不尽相同.消除了按照同级、边界相邻的行政区划简单地将大区域划分成小区域,各子区域内部的巨大地区差异和城乡差别仍然存在的现象,而子区域之间却具有相同或相似的经济统计特征.该新方法有利于子区域之间各种特征的突出表征和量化比较.利用这种方法在我国的某个范围所建立的区域划分结果,有利于更加合理地考察城乡之间的差别和地区之间的差别.【总页数】6页(P22-27)【作者】李利新;赵黛青;陈勇【作者单位】中国科学院广州能源研究所,广州,510640;中国科学技术大学,工程科学学院,合肥,230027;中国科学院广州能源研究所,广州,510640;中国科学院广州能源研究所,广州,510640【正文语种】中文【中图分类】TK01【相关文献】1.三论我国必须大幅度调整核政策——评《中国能源中长期（2030、2050）发展战略研究》“核能卷”中对我国铀资源的分析 [J], 何祚庥2.行政垄断与我国能源发展战略研究——兼论民间资本进入能源垄断行业及其制度创新 [J], 陶广峰3.中国农村地区可持续发展能源战略研究(IV)建立我国农村可持续发展能源战略的政策措施及发展模式 [J], 王革华4.“一带一路”倡议背景下我国光伏企业跨国经营战略研究——以晶科能源为例[J], 颜振;黄新晏5.我国能源安全的可持续发展战略研究 [J], 赵晓菲因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。